山西省晋城煤业集团成庄煤矿 毕业设计说明书.doc

1 1 摘 要 本设计矿井的井田面积为 29.96 平方千米，年产量 300 万吨。井田 内煤层赋存比较稳定，煤层倾角，平均 3，煤层厚度平均 8.0m。井田 范围内整体地质条件比较简单，断层较发育，但均是小断层。矿井瓦斯 含量较高，为高瓦斯矿井，矿井涌水量不大。根据实际的地质资料情况 进行井田开拓和准备方式的初步设计，该矿井决定采用双斜井两水平上 下山开采，采用带区式开拓方式。设计采用综合机械化放顶煤回采工艺， 倾斜长壁采煤法，用全部跨落法处理采空区，并对矿井运输、提升、排 水和通风等各个生产系统的设备选型计算，以及对矿井安全技术措施和 环境保护提出要求，完成了整个矿井的初步设计。矿井全部实现机械化， 采用先进技术和借鉴已实现高产高效现代化矿井的经验，实现一矿一面 高产高效矿井从而达到良好的经济效益和社会效益。 关键词:倾斜长壁 放顶煤 综合机械化 高产高效 1 2 abstract these designed allotment area for 29.96 square kilometers，yearly output three-hundred trillion. allotment intrinsically ocurrence of coal seam compare stabilize，coal seam pitch is under fifteen acid，average coal seam pitch is three acid.coal seam thick is 8.0m，integrally nature condition compare simplicity， at allotment scope east normalizing function of the stomach and pleen center equal have got dislocation upgrowth. both methane and carbon dioxide content relatively do not high, and neither do inflow of water no large either. on the basis of preliminary design，said shaft opt in adopt three vertical shaft fluctuate mountain exploitation，coal seam grouping band region fluctuate mountain co- disposal mode of opening，design adopt comprehensive mechanization full-seam mining stopper art，incline longwall method，treat goaf with whole straddle alight law from actual geologic information instance proceed allotment exploit and stand-by mode. the preliminary design of the both both combine versus mine haul, shaft exaltation, shaft drain and ventilation of mines isopuant systemic equipment lectotype count，as well as versus shaft technical safety measures and environmental protection claim，complete wholly shaft. both shaft whole realize mechanization，adopt advanced techniques and use for reference afterwards realize high yield highly active modernization shaft experience，realize one mine not both high yield highly active shaft thereby run up to favorable economic benefit and social benefit. keyword:incline length wall full-seam mining comprehensive mechanization high yield highly active 1 3 1 1 目 录 前 言 .1 1 矿井概况及井田地质特征 2 1.1 井田位置和交通条件 .2 1.2 自然地理 .3 1.3 井田地质特征及煤性分析 .4 2 矿井储量、年产量及服务年限 .10 2.1 井田境界 .10 2.2 井田储量 .10 2.3 矿井年产量及服务年限 16 3 矿井开拓 .18 3.1 概述 18 3.2 井田开拓 18 3.3 井筒特征 26 3.4 井底车场 31 3.5 开采顺序及采区回采工作面的配置 41 3.6 井巷工程量和建井周期 44 1 2 4 采煤方法 47 4.1 采煤方法的选择 47 4.2 采区巷道布置及生产系统 47 4.3 回采工艺设计 52 5 矿井运输、提升及排水 .56 5.1 矿井运输 56 5.2 矿井提升 60 5.3 矿井排水 67 6 矿井通风与安全技术措施 .78 6.1 矿井通风系统的选择 78 6.2 风量计算及风量分配 79 6.3 全矿通风阻力计算 83 6.4 扇风机选型 87 6.5 矿井安全技术措施 90 7 矿山环保 93 7.1 矿山污染源概述 93 7.2 矿山污染源的防治 94 结 论 .95 1 3 致 谢 .97 参考文献 .99 1 1 前 言 本次毕业设计是根据在山西省晋城煤业集团成庄煤矿进行的毕业实 习中所收集的矿井地质资料，依据指导教师布置的题目，在教师的精心 指导下，对矿井进行的初步设计。 采矿工程毕业设计是采矿工程专业全部教学进程中的最后一个环节。 作为对大学生在学校的最后一次综合性的知识技能考查，它综合地考查 了学生这四年来对基础知识及其专业知识的掌握情况，使学生学会自我 思考、自行设计。在设计过程中，把所学的理论知识与实践经验结合起 来应用。这样达到了对理论知识“温故而知新“的作用，同时也学到了 一些实际生产过程中的经验。 设计的过程就是一个不断认识和学习的过程。在本次设计过程中， 认真贯彻矿产资源法 、 煤炭法煤炭工业技术政策 、 煤炭安全规程 、 煤炭工业矿井设计规范以及国家其它发展煤炭工业的方针政策，积 极采用切实可行高产高效的先进技术与工艺，力争使自己的设计成果达 到较高水平。 本设计以实践教学大纲及指导书为依据，严格按照安全规程 的要求，采用工程技术语言，对矿井的开拓、准备、运输、提升、排水、 通风等各个生产系统进行了初步设计。由于时间关系和设计者水平有限， 设计中失误之处在所难免，敬请郭文兵老师给予批评指正！ 1 2 1 矿井概况及井田地质特征 1.1 井田位置和交通条件 1.1.1 井田位置 成庄煤矿（以下简称为井田） ，位于沁水煤田南翼，晋城市西北 20km 处，跨泽州和沁水两县。 井田范围：南临寺荷井田，西接潘庄井田。井田以以下四个拐点坐 标为界： 1：x=515900.00，y=3946560.00； 2：x=512420.00，y=3939420.00； 3：x=508220.00，y=3940420.00； 4：x=512320.00，y=3948300.00。 1.1.2 交通条件 太（原）焦（作）铁路由井田东 10 余 km 处通过，侯（马）月 （山）铁路从西南约 7km 处通过。矿井有铁路专用线经古书院矿与太焦 铁路接轨，距古书院矿 18km。207 国道（太原洛阳）在成庄矿东侧约 20 多 km 处通过，晋（城）长（治） 、晋（城）阳（城） 、晋（城） 焦（作） 、长（治）邯（郸） 、太（原）长（治）高速公路已建成通 车。交通极为便利（图 1-1） 。 1 3 图 1-1 成庄矿交通位置图 1.2 自然地理 1.2.1 地形地貌 本井田地形为低山丘陵区，沟谷发育。中部高，东、西部低，最 高点标高为 1146.5m,最低点标高为 619.3m, 相对高差为 455.2m。东部长 河西岸有黄土覆盖、西部沁河东岸也有黄土覆盖，中部山区森林发育。 井田内村庄位于黄土冲沟两侧或山顶低洼处有黄土覆盖的地方。河谷两 侧为侵蚀堆积地形，形成河漫滩及以上的三级阶梯。 1 4 1.2.2 水文 水系属黄河流域沁河水系。井田内主要河流为长河，为沁河支流， 由东北向西南从井田东缘流过。史村河、河底河等为长河支流，由西北 向东南注入长河，为季节性水流。 另外，井田东侧的长河河谷内建有南庄水库，井田内的史村河，河 底河的上游分别建有刘村、常坡两座水库。 1.2.3 气象 晋城市属暖温带大陆性气候。四季分明，温暖宜人，日照充足,无霜 期长。据晋城市气象站资料,年平均气温 11,极端最低气温-22.8 （1956 年 1 月 21 日） ，极端最高气温 38.6（1967 年 6 月 4 日） 。雨季 为 7、8、9 三个月，平均年降水量 622.7mm，最小 295.9mm（1965 年） ， 最大 1010.4mm（1956 年） 。平均年蒸发量 1783mm。 1.2.4 地震 根据中国地震烈度区划图（1990） 划分：本井田属地震烈度区 度区；根据中国地震参数区划图 （gb18306-2001） ，本区所属地震动 峰值加速度分区为 0.05g。 1.3 井田地质特征及煤性分析 1.3.1 地层 本井田岩层从老到新依次为：奥陶系中统下马家沟组（o 2x） 、奥陶 系中统上马沟太原组（c 3t） 、奥陶系中统峰峰组（ o2f） 、石炭系中统本溪 组（c 2b） 、石炭系上统太原组（c 3t） 、二叠系下统山西组（ p1s） 、二叠系 下统下石盒子组（p 1x） 、二叠系上统上石盒子组（p 2s） 、中更新统（q 2） 、 上更新统（q 3）全新统（q 4） 。 1 5 1.3.2 煤层 本井田含煤地层主要为上石炭统太原组（c 3t）和下二叠统山西组 （p 1s） 。 1.3.2.1 太原组（c 3t） k1石英砂岩（相当于晋祠砂岩）底或相当层位至 k7砂岩底。连续沉 积于本溪组之上，为主要含煤地层之一。由灰色中、细粒砂岩，灰黑色 粉砂岩、泥岩，灰色粘土泥岩、石灰岩、硅质岩、菱铁矿及煤组成。属 海陆交互相沉积。自下而上 k2、k 3、k 5三层石灰岩普遍发育，层位稳定， 是对比煤层的良好标志层。本组共含煤 10 层，自下而上编号依次为： 16、15、14、13、11、9、8、7、6、5 号，5 号煤层薄而不稳定，属不可 采煤层，虽然 9 号煤层为较稳定煤层,15 号煤层为稳定煤层，但是它们均 为高硫煤。根据规范要求，9 号和 15 号煤层为不可采煤层。其余七层煤 均为不可采煤层。全组厚 77.52m-112.07m，平均 91.98m，煤层总厚 7.79m。 k1石英砂岩：灰灰白色，细粒结构，含少量泥质及星散状黄铁矿， 硅质胶结，分选性良好。沉积不稳定。厚 0m-5.43m，平均 3.30m。 k2石灰岩：深灰色、厚层状，致密坚硬，块状，性脆，裂隙充填方 解石脉。上部质纯，含有燧石条带，底部含较多的泥质、有机质及星散 状黄铁矿。靠下部常夹有薄层钙质泥岩。含小泽蜒、似纺锤蜓及腕足类 等动物化石。厚 7.10m-14.13m，平均 9.85m。位于太原组下部，为 15 号 煤直接或间接顶板。 k3石灰岩：为 13 号煤顶板。灰深灰色，厚层状，致密坚硬，性脆， 夹少量燧石条带，含腕足类及蜓类等动物化石。沉积稳定，厚 0.20m- 6.19m，平均 2.80m。 k4石灰岩：为 11 号煤顶板，深灰色，含泥质较多，沉积不稳定，厚 0m-0.90m，平均 0.49m。 k5石灰岩：位于本组上部，为 7 号煤顶板。深灰色，致密坚硬，质 不纯，含星散状黄铁矿及腕足类动物化石，沉积稳定，厚 1.00m4.48m，平均 2.35m。 1.3.2.2 山西组（p 1s） 1 6 k7砂岩底（或相当层位的粉砂岩）至 k8砂岩底，与下伏太原组呈整 合接触，为主要含煤地层之一。由灰白灰色，中、细粒砂岩，灰黑色 粉砂岩，泥岩及 13 层煤组成，其中主要煤层一层，编号 3 号，平均厚 度 6.0m，是本组唯一可采煤层。本组滨岸为过渡相沉积，在成庄、段都、 坪头一带，均有零星出露。本组厚 39.45m73.08m，平均 49.83m，分上 下两层段叙述如下： （1）下段：k 7砂岩底至 k 砂岩底，厚 20m 左右，以灰色、深灰色细 粒砂岩，灰黑色粉砂岩、泥岩及 3 号煤层组成。3 号煤层以下岩层常夹有 不规则菱铁矿结核，具水平层理及不规则的水平层理，含保存不好的植 物化石。 k7砂岩：灰色、深灰色细粒砂岩，富含煤粒及暗色矿物，具缓波状 层理，夹泥质包裹体，局部为中粒砂岩、粉砂岩。厚 0.35m14.09m，平 均 3.98m。 3 号煤层：赋存于本段上部，结构简单、沉积稳定，为本区主要可 采煤层之一。厚 4.75m7.15m，平均厚 6.0m。 （2）上段：k 砂岩底至 k8砂岩底，一般厚 30m 左右，以灰白色中粒 砂岩，灰色薄层细砂岩，灰黑色粉砂岩及泥岩组成，间夹不稳定的薄煤 层 12 层。 k 砂岩：为山西组中部的一层砂岩，灰白色、中粒、钙质胶结。斜 层理，沉积稳定，厚 0.36m29.00m，平均 8.04m。地层特征见下页综合 柱状图 1-2。 1 7 图 1-2 综合柱状图 1 8 1.3.3 三号煤的煤层特征及工业分析 根据煤岩和煤化学特征，井田内各煤层均属中等变质的无烟煤，按 “中国煤炭分类国家标准” （gb5751-86）划分煤类，并经统计，3 号煤层 中无烟煤三号和无烟煤二号各占一半。 总的来讲，3 号煤以光亮型煤为主，半亮型煤次之，颜色呈黑色， 条痕为黑色，似金属光泽，致密坚硬，具贝壳状或阶梯状断口，不染手， 节理裂隙较发育，且常被方解石或黄铁矿脉充填。煤的视（相对）密度 介于 1.431.46g/cm 3之间。由于煤本身致密坚硬，加之煤层结构简单， 宏观煤岩类型为均一状结构，块状构造，再加上井田内构造简单，煤层 受挤压、剪切力小，所以，3 号煤层成块率高。 3 号煤的煤层特征及工业分析分别如下表 1-2、1-3： 煤层厚度 （m） 围 岩 性 质 最小-最大 序 号 煤 层 名 称 平 均 倾 角 顶 板 底 板 煤 牌 号 硬 度 容 重 (t/m） 煤层结 构 及稳定 性 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 1 三 号 煤 层 6.59.8 8 3 粉泥 砂岩 岩 粉泥 砂岩 岩 wy f= 4 1.45 煤层 结构 简单 稳定 性好 表 1-2 1 9 序 号 煤 层 名 称 煤 牌 号 水分 m () 灰分 a () 挥发 分 v () 含磷 p( ) 含硫 s() 发热量 q (j/g) 1 2 3 4 5 6 7 8 10 1 三 号 煤 层 w y 0.56 2.90 1.62 10.6922. 90 15.20 6.509.63 7.80 0.014 0.42 0.07705 0.290.69 0.44 32.1235.7 6 34.91 表 1-3 1 10 2 矿井储量、年产量及服务年限 2.1 井田境界 井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术 条件、开拓方式及地貌、地物等因素，进行技术分析后确定。一般以下 列情况为界： 1以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界； 2以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保护煤柱为界； 3以相邻的矿井井田境界煤柱为界； 4人为划分井田境界。 成庄井田范围：南临寺荷井田，西接潘庄井田。井田以以下四个拐 点坐标为界： 1：x=515900.00，y=3946560.00； 2：x=512420.00，y=3939420.00； 3：x=508220.00，y=3940420.00； 4：x=512320.00，y=3948300.00。 井田最小走向长 7.94km,最大走向长 8.44km,平均走向长 8.20km;井 田最小倾向长 3.35km,最大倾向长 3.98km,平均倾向长 3.64km。井田面积 30.00km2。 2.2 井田储量 2.2.1 矿井储量 矿井储量是指矿井井田边界范围内，通过地质手段查明的符合国家煤 炭储量计算标准的全部储量，又称矿井总储量。它不仅反映了煤炭资源 的埋藏量，还表示了煤炭的质量。 本井田主要可采煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，且工程点 分布比较均匀，故资源/储量估算方法采用地质块段的算术平均法，由计 算机直接估算。 1 11 计算公式：q=smd 式中：q块段的资源/储量（万 t） 。估算结果以万 t 为单位，保留一 位小数； s块段的水平面积 k（m 2） 。由于煤层倾角均小于 15，故采用水平 投影面积作为资源/储量的估算面积； m块段的煤层资源/储量估算平均厚度（m） 。由于煤层倾角均小于 15，故用煤层伪厚度（铅垂厚度）作为资源/储量的估算厚度，参与资 源/储量的估算。 d煤层的视（相对）密度（t/m 3） 。根据成庄井田煤矿精查（补充） 勘探地质报告知，3 号煤层均采用 1.45 t/m3。 2.2.2 矿井工业储量 矿井工业储量是勘探（精查）地质报告提供的“能利用储量”中的 a、b、 c 三级储量之和，其中高级储量 a、b 级之和所占比例应符合表 21 的规定。由煤层底板等高线及储量计算图上提供的资料可计算出来 设计矿井工业储量汇总表见 22。 表 21 矿井高级储量比例 简单 中等 复杂 地质开采 条件 储量级 别比例（） 大 型 中 型 小 型 大 型 中 型 小 型 中型 小型 井田内 a+b 级储 量 占总储量的比 例 40 35 25 35 40 20 25 15 第一水平内 a+b 级储量占本水平 储量的比例 70 60 40 60 50 30 40 不作具体规 定 1 12 第一水平内 a 级 储量占本水平内 储量的比例 40 30 15 30 20 不作具体 规定 不要求 表 22 矿井工业储量汇总表 工业储量（万吨） 煤层名称 a b a+b c a+b+c 备注 三号煤层 15277.4 11087.7 26365.1 8702.4 35067.5 符合 总计 15277.4 11087.7 26365.1 8702.4 35067.5 符合 2.2.3 矿井设计储量 矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和 已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量后的 储量。 2.2.4 矿井设计可采储量 矿井设计可采储量为矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下 主要巷道及上下山保护煤柱后乘以采区回采率所得到的储量。各种主要 巷道的保护煤柱及可采储量见下页表 23；矿井工业广场保护煤柱留设 见图 21；村庄保护煤柱留设见图 22，井筒保护煤柱留设见图 23。 保护煤柱设计计算参数见表 24。 1 13 矿井设计储量（万吨） 矿井可采储量 （万吨） 永久性煤柱 损失 设计煤柱 损失 开 采 水 平 煤 层 名 称 工业 储量 a+b+c (万吨) 村庄 境界 设 计 储 量 工 业 广 场 主 要 巷 道 主副 井筒 可 采 储 量 一 水 平 三 号 15078.9 458.5 260.7 14359.7 424.2 1402.7 114.2 11549.3 二 水 平 三 号 19988.6 0 291.8 19696.8 0 1296.2 0 17112.6 合 计 三 号 35067.5 458.5 552.5 34056.5 424.2 2698.9 114.2 28661.9 表 23 矿井可采储量汇总表 煤层倾角 （） 煤厚 （m） （） （） （） （） 埋深（m ） 3 8 45 72 69 72 370 表 24 保护煤柱设计参数表 1 14 图 21 1 15 图 22 1 16 图 23 2.3 矿井年产量及服务年限 2.3.1 矿井工业制度 根据设计大纲规定以及结合矿井实际情况。规定该设计矿井年工作 日为 300 天，每日三班工作，每班工作 8 小时，每日净提升时间数为 14 小时。 2.3.2 矿井服务年限 按矿井设计生产能力主要有以下三类井型： 井型 设计生产能力（mt/a） 大型：1.2 1.5 1.8 3.0 4.0 5.0 6.0 及以上 中型：0.45 0.60 0.90 1 17 小型：0.09 0.15 0.21 0.30 除上述类型外，不应出现介于两种生产能力的中间井型。 初步确定矿井年产量为 300 万吨。 矿井服务年限可按下式计算： zatk 式中：t矿井服务年限，年； z矿井可采储量，万吨； a矿井生产能力，万吨/年； k储量备用系数，k=1.31.5，此处取 1.4。 由此验算服务年限如下： =78.4860 年35067. 941t 符合要求。 1 18 3 矿井开拓 3.1 概述 3.1.1 开拓方式选择 原矿井采用的是斜井开拓方式，单水平开采。由于成庄煤矿井田表 土层厚薄，煤层埋藏也较浅，所以井筒施工方式采用斜井开拓。斜井开 拓在地质条件适宜，井筒不需要特殊的情况下，具有施工速度快、施工 简单、工程造价低、井筒维护简单、维护费用低、煤炭提升连续、提升 能力大等优点。在煤层赋存较浅，表土层较薄，水文地质条件简单的地 区，一般均可选用斜井开拓。 3.1.2 影响矿井开拓的主要因素分析 影响设计矿井开拓方式的主要因素包括精查地质报告、所确定的煤 层自然产状、构造要素、顶底板条件、冲积层结构、地形以及水文地质 条件等。其中以煤层赋存深浅和冲积层的水文地质条件对开拓方式的影 响最大。成庄矿井所属的沁水煤田地质条件简单，煤层没有自然发火现 象，水文地质条件也不复杂，煤层埋藏浅，表土层薄，从技术条件上来 说，采用立井和斜井开拓都是可行的。 3.2 井田开拓 3.2.1 对井田开拓中若干问题分析 3.2.1.1 井田开拓方式 由于本井田地形为低山丘陵区，表土层薄且水文地质条件简单， 从技术上来说，采用立井和斜井开拓均是可行的，所以初步提出三个开 拓方式，然后将三个方案进行经济比较。由于井田境界与其他矿井的井 田境界相连，所以采用斜井开拓时，工业广场不能布置在井田范围之外。 由于设计矿井的年产量较大，所以决定主井采用胶带输送机输送煤 1 19 炭。运输大巷设在煤层底板岩层中，在运输大巷内设井底煤仓，煤炭直 接溜到输送机上，提升到地面。这样，采用主井通风和主井下人就不是 很合理。另外，副斜井中铺设有两条轨道，为了充分利用这两条轨道， 决定采用副斜井下人。由于设计矿井的煤层赋存角度较小，基本为近水 平煤层，所以一般可以采用带区式或盘区式开采。成庄矿井采用的是盘 区式开采，分区式通风。本次设计，本着锻炼技能，熟悉矿井设计的基 本原则和方法的精神，决定采用带区式开采。带区式开采一般采用中央 并列式通风，故本设计矿井采用中央并列式通风。 根据成庄井田 3 号煤层赋存条件和设计规范的有关规定，本井田可 以划分为 12 个水平。水平划分及位置在后面的方案中进行详细说明。 3.2.1.2 井硐形式、数目及其配置 .井硐形式选择 由于成庄矿区为低山丘陵地带，地势起伏较大，表土层较薄，水 文地质条件简单，井筒不需要特殊施工，从而在确定方案时可以提出斜 井开拓、立井开拓以及混合开拓的方式。 井筒数目 因为成庄井田走向长度大，且为高瓦斯矿井，所以在第一水平和第 二水平各设一个回风立井，在开采过程中，除了加大通风风量外，还要 进行瓦斯抽放。这样，加上主副井筒，井田范围内共设四个风井。 井筒位置选择 根据井田地形和地质条件，由于煤层赋存角度小，且自西向东煤层 埋藏逐渐加深，在提出的斜井方案中，为了缩短井筒长度，将主、副井 筒设置在井田走向的中央靠西边的地方；在提出的立井方案中，主副井 筒位于井田走向的中央。 3.2.1.3 运输大巷和总回风巷的布置 为了减少煤柱损失和便于维护巷道，将运输大巷布置在距离煤层底 板约 25m 岩石中。布置岩石大巷时，应避免在松软、吸水膨胀、易风化 的岩石中布置，同时还应避开支承压力的不利影响。 考虑到 3 号煤层不具有自燃发火倾向，且煤质为比较坚硬的无烟煤， 将巷道布置在煤层中维护并不困难。所以在采用条带式开采时，将运煤 平巷和运料平巷布置在煤层中。 1 20 3.2.2 方案的提出及技术比较 根据前述各项决定，本井田在技术上可行的开拓方案有下列三种： 斜井开拓两水平，见图 321； 图 321 斜井二水平开拓 主斜井、副立井单水平开拓，见图 322； 图 322 主斜井、副立井单水平开拓 双立井开拓，见下页图 323。 1 21 图 323 立井一水平加暗斜井二水平延伸 方案一采用双斜井开拓，由于表土层薄，地质水文条件简单，施工 也比较方便，井筒的维护量也不大。主斜井长 1016m,副斜井长 825m,采 用胶带输送机运煤，运量大，因此，从技术上，该方案是可行的。 方案二采用主斜井、副立井的开拓方式，就技术而言，该方案也是 可行的，井筒的维护量也不大。副井采用罐笼运料、出矸、上下人也能 满足要求，只是，该方案采用两个工业广场的形式，形式上比较分散， 广场的有效利用率就会降低，广场压煤与采用一个工业广场的形式相比 就会增加，管理上也比较分散。因此，初步淘汰该方案，设计中也不再 考虑该方案。 方案三采用双立井开拓，较之双斜井而言，井筒的维护工程量就会 更小，另外，井筒的长度也较小。主井采用箕斗提煤，副井采用一对 1.5 吨双层矿车四车多绳罐笼，另外还有一个材料罐笼，用于运料、出矸、 上下人。从技术上分析，该方案也是可行的。 3.2.3 方案经济比较 由于方案和方案在水平划分上是相同的，在各水平内均采用相 同的采煤方法，因此，方案比较法在对不同的开拓方案进行比较时，一 些相同的部分可以不进行比较，于是我们在对方案和方案两个方案 进行比较时，可以只将两个方案中有差别的建井工程量、生产经营工程 量、基建费用及生产经营费用分别计算，并汇总于下页表 321、表 322、表 323 和表 324。最后，将费用汇总列于表 3-2-5。 通过费用汇总表从经济上来比较两方案的优越。 1 22 表 321 建井工程量 项目 方案一 方案三 主井井筒 1016 387.5+20 付井井筒 825 365+5 井底车场 562 711 主石门 127 160 初 期 运输大巷 7100 7100 主井井筒 付井井筒 井底车场 200 200 主石门 后 期 运输大巷 980+7100 795+7100 1 23 表 322 生产经营工程量 项目 方案一 项目 方案三 运输 提升 万 t/km 工程量 运输提升 （万 t/km） 工程量 大巷 及石 门运 输 一 水平 二 水平 斜井 提升 1.2132707.1 =113060 1.219692（7.1+0.98 ） =190933 1.2329621.016 =40187 大巷 及石 门运 输 一 水平 二 水平 立井 提升 1.2151357.1 =128950 1.217827(7.1+0.795) =168892 1.2329620.3875 =15327 维护 万 ma 1.224018001 104=17.28 维护 （万 ma） 1.224018001 104=17.28 排水/ 万 m 一 水平 二 水平 266.492436531.4 104=7330.18 266.492436546.60 104=10878.55 排水/万 m 一 水平 二 水平 266.492436535.811 04=8359.67 266.4924365 42.18104=9846.72 1 24 表 323 基建费用 方案一 方案三方案 项目 工程量 /m 单价 (元/m) 费用 /万元 工程量 /m 单价 (元/m) 费用 /万元 主井井筒 付井井筒 井底车场 主石门 运输大巷 1016 825 562 127 7100 1759.7 2416.2 2433.3 2433.3 2433.3 178.786 199.337 136.751 30.903 1727.643 407.5 370 711 160 7100 4494.2 6022.5 2433.3 2433.3 2433.3 183.139 222.833 173.008 38.933 1727.6.43 初 期 小计 2273.42 2345.556 主井井筒 付井井筒 井底车场 主石门 运输大巷 200 8080 2433.3 2433.3 48.666 1966.106 200 7895 2433.3 2433.3 48.666 1921.090 后 期 小计 2014.772 1969.756 共计 4288.192 4315.312 1 25 表 3-24 生产经营费用 方案一 方案三 项目 工程量 万 t/km 单价 元 /tkm 费用 /万元 工程量 万 t/km 单价 元 /tkm 费用 /万元 大巷及 石门运 输 一水平 113060 0.508 57434.48 128950 0.512 66022.4 二水平 190933 0.652 124488.316 168892 0.684 115522.128 斜井 /立井 40187 0.832 33435.584 15327 2.753 42195.231 运提费 合计 215358.38 223739.759 维护带 区上山 费 17.28 万 ma 35 元 / 年米 604.8 17.28 （万 ma） 35 元 / 年米 604.8 排水费 一水平 7330.1 8 0.0839 615.00 8359.67 0.0932 779.12 二水平 10878. 55 0.1525 1658.98 9846.72 0.1535 1511.47 小计 2273.98 2290.59 合计 218237.16 226634.929 1 26 表 325 费用汇总表 方案一 方案三 费用 /万元 百分率 费用/万元 百分率 初期建井费 2273.42 100 2345.556 103.17 基建工程费 4288.192 100 4315.312 100.63 生产经营费 218237.16 100 226634.929 103.85 总费用 224798.772 100 233295.797 103.78 从前面表格中的比较中可以看出，方案的总费用要比方案的高 出 3.78，在两个方案技术上均可行的情况下，采用比较经济的方案， 故决定采用方案。 3.2.4 确定方案 综上比较可知，方案的总费用超过了方案的 3.78，故决定采 用方案。即采用双斜井开拓。第一水平位于+460m，采取上山开采；第 二水平位于+440m，采取上下山开采。整个矿井划分为三个阶段。 3.3 井筒特征 在矿井开拓方式确定以后，还应对矿井主要井筒（包括主斜井、副 斜井和风井）的横断面布置形式、井筒装备、井筒断面尺寸、井筒支护 材料等特征进行说明。 3.3.1 主斜井 主斜井主要用于提煤。井筒断面为半圆拱型，断面壁高 2.0m,宽度为 3.3m,半圆拱的半径 1.65m,净断面积为 10.87m2,掘进断面积为 12.00 m2。井筒采用混凝土支护，支护厚度 120mm,充填 50mm。井筒斜长 1016m, 1 27 倾角为 16。井筒内装备钢绳芯胶带输送机。 主斜井井筒断面布置如下： 图 331 主斜井断面布置图 3.3.2 副斜井 副斜井主要用于上下人员、运送设备、材料及提升矸石等，并兼作 通风、排水。为防止断绳事故，设有防坠器。副斜井井筒断面为半圆拱 型，井壁高 2.5m,道渣高度 200mm,道渣面至轨道面高 160mm。井筒宽度 1 28 5.2m,井筒净断面积 23.62m2，井筒掘进断面积 25.22 m2。井筒采用混凝 土支护，支护厚度 120mm,充填 50mm。井筒斜长 825m,倾角为 18。 副斜井井筒断面布置如下： 图 332 副斜井断面布置图 副斜井风速校核： max60qvs 式中： 通过井筒的风速，m/s； 1 29 通过井筒的风量，m 3/min；q 井筒净断面积，m 2；s 安全规程规定的允许最大风速；axv 由此： 825.4360 5.85m/s8m/s 所以井筒选择符合要求。 3.3.3 风井 风井主要用于回风兼作矿井的安全出口。配备有梯子间及管路、电 缆等。采用砼支护，井壁厚度为 300mm，井深 260m，井筒直径 4.0m.。 风井井筒断面布置如下页图： 1 30 风 井 断 面 图 1 31 表 331 井筒特征 井筒名称 主斜井 副斜井 风井 x（m） 513956 513776 512328 y（m） 3943083 3943204 3941816 井 口 坐 标 z（m ） 720 720 720 用途 提煤 提料、矸、人、进风 回风 提升设备 胶带机 矿车、人车、材料车 井筒倾角（） 16 18 90 断面形状 半圆拱 半圆拱 半圆拱 支护方式 喷射混凝土 喷射混凝土 喷射混凝土 井筒壁厚（mm ） 120 120 120 提升方位角（） 64 64 井筒斜长（m ） 1016 825 260 净（ ）210.87 23.62 28.27断 面 积 掘（ ） 12.00 25.22 34.21 3.4 井底车场 井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷 道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、 提矸、下料、供电和升降人员等各项工作服务。 井底车场首先必须保证矿井生产所需要的运输能力，并应满足矿 井不断持续增产的需要。为此，井底车场的设计通过能力应大于矿井生 产能力 3050。其次，在满足井底车场通过能力的前提下应尽量减少 其掘砌体积，而且井底车场应便于管理和安全操车。 井底车场设计示意图如下: 1 32 图 341 井底车场布置图 3.4.1 设计基本参数 主斜井净宽度 3.3m，壁高 2.0m,装备有胶带输送机；副斜井净宽度 5.2m，壁高 2.5m,内设双轨，用于运料、提矸、上下人员。 井下主要运输大巷采用胶带输送机运煤。辅助运输采用 1.5t 固定式 矿车（矿车型号为 mg1.7 -6a） ，由于该设计矿井为高瓦斯矿井，因此， 牵引机车采用 8t 蓄电池式（牵引机车型号采用 xk8-6/100-1a） ，每列车 牵引 15 辆矿车。井底车场设有井底清理斜巷，用于清理煤仓向胶带输送 机装煤时落下的煤，井底清理斜巷单独回风。矸石辆按矿井产量的 20 计算，由矿车直接运输到地面。矿井为高沼气矿井，绝对瓦斯涌出量 189.7m3/min，相对瓦斯涌出量 14.60 m3/min。矿井总进风量 154.7m3/s，副井进风，风井回风。 3.4.2 一些基本问题的确定 车场形式，初步设计已确定为折返式车场，空重列车可以在井底 车场同一巷道的两股线路上折返运行，从而简化井底车场的线路结构， 1 33 减少巷道开拓工程量。 车线长度，副井进、出车线长原则上按 1 列车长考虑，材料车线 按 15 辆 1.5t 材料车考虑。各车线长度计算如下： 副井进出线有效长度 l： l=mnlk+nlj+lf=48.1m 式中：m列车数目，取 m=1; n每列车的矿车数，取 n=14; lk每辆矿车带缓冲器的长度，取 2.4m; n机车数目，取 1 台； lj每台机车的长度，4.5m; lf附加长度，取 10m。 调车线长度： l=mnlk+nlj+lf=48.1m 式中各字母意义、取值均同前。 材料车线有效长度： l=nclc+nsls=40.8m 式中：n c材料车数，15 辆； lc每辆材料车带缓冲器的长度，2.4m; ns设备车数，取 ns=2； ls每辆设备车带缓冲器的长度，2.4m。 人车线有效长度： l=mnrlr+ lj +lf=45m 式中：l人车线有效长度； m列车数目，取 1.0 列； nr每列车的人车数，取 6 辆； lr每辆人车带缓冲器的长度，5m; lj每台机车的长度，4.5m; lf附加长度，10m。 主、副井中心线间距离，南北 31m，东西 214m。 设计采用 22kg/m 的钢轨。主副井系统均采用 4 号道岔，曲线半径 为 15m。 1 34 副斜井和井底车场断面 23.62m2，运输大巷及回风大巷断面 20.82 m2，巷道采用锚喷支护，主要硐室及交岔点采用混凝土或料石砌碹。 3.4.3 线路联接计算 3.4.3.1 单开道岔非平行线路联接计算 设计选用道岔型号为 zdk622-4-12，a3462mm，b3588mm，取 45 则:=-=45-140210=305750 t=rtg0.5=12000tg0.5=3324mm m= a+(b+t)sin/sin=8491mm m=bsin a +rcos a=12512mm h=m-rcos=4027mm n=h/sin a =16604mm = a+bcos a-rsin a=4032mm kp=r/180=2940mm 单开道岔非平行线路联接如下页图 342。 1 35 图 342 单开道岔非平行线路联接 3.4.3.2 单开道岔平行线路联接 设计选用道岔型号 zdk622-4-12，a3462mm，b3588mm,14 0210 ,轨道中心距 s=1600mm。 则：b=s/tg=6400mm m=s/sin=6597mm t=rtg0.5=12000tg0.5=1477mm n=m-t=5120mm l= a+b+t=11339mm 1 36 c=n-b=1532mm kp=r/180=2940mm 单开道岔平行线路联接如图 343。 图 343 单开道岔平行线路联接 3.4.3.3 渡线道岔线路联接 设计选用道岔型号为 zdx622/4/1214，a3462mm，14 0210,s1600mm。 则：l 0=s/tg=6400mm l=2 a+ l0=13324mm 1 37 n=s/sin=6597mm c=n-s/tg(0.5)=1723mm 渡线道岔线路联接如图 344。 图 344 渡线道岔线路联接 3.4.4 井底车场通过能力计算 3.4.5.1 区段划分见下页图 图 346 区段划分 3.4.5.2 调车作业程序及时间 见下页表 341，表 342。 1 38 区 段 运行状况 运行距离 （m） 运行速度 （m/s） 运行时间 （s） 列车 36.6 1.8 20.3 机车摘钩、返回顶推 74.2 2.0 37.1+60 列车 48.8 1.8 27.0 列车 60 2.0 30.0 列车 42.0 2.0 21.0 合计 195.4 表 341 1.5t 矸石列车调车作业程序及时间 区段 运行状况 运行距离 （m） 运行速度 （m/s ） 运行时间 （s） 列车 36.6 1.8 20.3+60 机车摘钩、返回顶推 74.2 2.0 37.1+60 列车 48.8 1.8 27.2 列车 60 2.0 30.0 列车 42.0 2.0 21.0 合计 255.4 表 342 1t 材料列车调车作业程序及时间 调度图表见下页图（图 347） 1 39 材 料 列 车 运 行 线1.5矸 石 列 车 运 行 线 区段 时 间 （ 分 ）调 度 图 表 由于井底车场只通过矸石列车、材料列车和人车，且井底车场内多 数段均铺设双轨，所以，井底车场的通过能力肯定满足要求，不再进行 演算。 3.4.5 确定井底车场各硐室位置 3.4.5.1 井下中央变电所 硐室位置 中央变电所硐室是全矿井下电力总配电站，为了节约输入输出电缆 线、配电均衡、安装维护方便和便于提供新鲜风流等目的，宜将变电所 置于副井与井底车场连接的附近。其断面按所选的具体变压器型号确定， 同时，应满足有关规定的要求，不得违反有关规程。 支护形式和特殊要求 变电所必须采用不燃性材料支护，如选用混凝土或料石砌碹，条件 许可也可采用不燃性锚喷支护。 硐室必须设置易关闭的既防水又放火的密闭门，门内可设向外开的 铁珊门，但不能妨碍门的关闭，从硐室出口防火门起 5m 内的巷道应砌碹 1 40 或用其它不燃性材料支护。 变电所的地坪，应比副井重车线侧的硐室通道与车场巷连接点处的 标高高出 0.5m。 硐室不应有滴水现象，电缆沟应设置一定坡度以便将积水随时排出 室外。 中央变电所应根据规定，设置灭火器材。如配置灭火设备和充足的 砂箱，为此在硐室设计尺寸时，应留出相应的位置。 3.4.5.2 中央水泵房硐室 水泵房硐室是井下主要硐室之一，能否正常安全运行关系重大， 故水泵房硐室位置的选择应考虑以下因素： 管路敷设最短，不仅节约管路电缆，而且管道阻力和电压将最小。 一旦井下发生水患，人员、设备便于撤出，同时便于下放排水设 备，增加排水能力，迅速排除事故恢复生产。 具有良好的通风条件。 根据以上要求，硐室位置应选在井底车场与副井连接处附近空车线 一侧，以便于设备运输，与中央变电所硐室组成联合硐室，即使有特殊 原因也要尽可能靠近副井。 硐室支护与特殊要求 中央水泵房硐室必须采用不燃性材料支护，如砌料石或混凝土碹， 在坚固的岩层中也可采用锚喷支护，但不得有淋水。 出口通道处须设置向外开启的能防水防火的密封门，从硐室出口 防火门起 5m 内的巷道应砌碹或用其它不燃性材料支护。 泵房硐室的地坪应高出通道与车场连接处地板 0.5m，设置流水坡， 以防硐室积水。 水泵工作的总能力应能满足 20 小时内排出矿井